Металургія – це що таке? Центри металургійної промисловості Видобуток кольорових металів

Багато кольорових металів та їх сплавів мають ряд цінних властивостей: хорошу пластичність, в'язкість, високу електро- і теплопровідність, корозійну стійкість та інші переваги. Завдяки цим якостям кольорові метали та їх сплави займають важливе місце серед конструкційних матеріалів.

Виробництво кольорових металів та сплавів

Залізо та його сплави – чавун та сталь – називають чорними металами. Всі інші метали відносяться до категорії кольорових, у тому числі благородні метали - золото, срібло, платина.

Різноманітність кольорових металів та зумовила різні методи їх отримання.

Як і чорні метали, кольорові одержують із рудного концентрату - попередньо збагаченої руди. Але тут процес збагачення складніший, оскільки багато руд є поліметалевими і містять масу супутніх як цінних елементів, так і шкідливих домішок. Наприклад, середній вміст міді у рудах становить лише 1-2%.

Складність отримання кольорових металів добре видно з прикладу міді.

Вилучення мідіз руд виробляється двома способами: гідрометалургійним та пірометаллургічним. Ширше застосування отримав пірометалургійний спосіб,що включає такі операції:

  • - збагачення руд із отриманням концентрату;
  • - Випалення концентрату;
  • - плавлення на мідний штейн-сплав;
  • - одержання чорнової міді;
  • - Рафінування.

Після збагачення рудні концентрати піддають випаленнядля часткового вилучення (до 50%) сірки. Руда, що пройшла випал, прямує на подальшу переробку, а сірчистий газ, що утворився, S0 2 використовується для виробництва сірчаної кислоти.

Плавка на штейн проводиться у відбивних полум'яних печах та електропечах. У їхньому робочому просторі розвивається температура до 1600 °С. На піддоні печі поступово накопичуються рідкі продукти плавки: шлак і штейн-сплав, що складається, в основному, із сульфідів міді та заліза, а також невеликої кількості домішок. Штейн у міру накопичення випускають у ківш. У розплавленому стані штейн подають у конвертер (рис. 29) переробки в чорнову мідь.На поверхню штейна завантажують кварцовий пісок для шлакування під час продування повітрям оксидів заліза. Шлак, що утворився, зливають і направляють на повторну переробку в відбивні печі для вилучення міді. Шштейн, що залишився, набуває білого кольору і складається в основному з сульфідів міді. Вміст міді у білому штейні становить близько 80%. Після чого розплавлений білий штейн продувають повітрям та отримують чорнову мідь,яка містить до 2% домішок заліза, сірки, цинку, нікелю, свинцю та ін. Її розливають у зливки та відправляють на рафінування.

Рис. 29.

  • 1 - фурми повітряного дуття; 2 - футерований кожух; 3 – зубчаста передача;
  • 4 - обід; 5 - горловина для заливання штейна; 6 – отвір для завантаження флюсу;
  • 7 - повітропровід; 8 – опорні ролики; 9 - електродвигун із редуктором

Рафінуваннячорнової міді проводять вогневим та електролітичним способами.

При вогневому рафінуванні чорнову мідь завантажують у полум'яні печі і після розплавлення продують повітрям з метою окислення міді та розчинених у ній домішок. Оксиди домішок, що утворилися, нерозчинні в міді і видаляються в шлак. Потім метал розкислюють та перемішують природним газомдля видалення розчинених у ньому газів.

Після вогняного рафінування розплав містить 995-997% міді. Отриману мідь розливають у зливки або анодні пластини електролітичного рафінування.

Електролізміді проводять у ваннах, футерованими кислотостійкими матеріалами, наприклад листовим свинцем, асфальтом, керамічними плитами. Електроліт служить 15%-ний розчин мідного купоросу в сірчаній кислоті. В електроліт занурюють анодні пластини чорнової міді і катоди, що є тонкими листами з чистої електролітичної міді. При включенні постійного струму відбувається розчинення металу анодів, але в катоді відбувається осадження металевої міді. Електролітична мідь має більш високу чистоту від домішок та містить до 99,98% Сі.

Катодну мідь переплавляють у плавильних печах, розливають у зливки та відправляють для прокату на лист, труби та дріт, а також для виплавки сплавів міді – латунів та бронз.

Кольорова металургія – це не тільки комплекс заходів щодо отримання кольорових металів (видобуток, збагачення, металургійний переділ, отримання виливків чистих металів та сплавів на їх основі), а й переробка брухту кольорових металів.

Науково-технічний прогрес не стоїть на місці і кольорові метали на сьогоднішній день широко використовуються для розробки інноваційних конструкційних матеріалів. Тільки вітчизняна металургійна промисловість випускає близько 70 видів сплавів, використовуючи різноманітну сировину.

У зв'язку з низьким вмістом необхідного компонента в руді та домішок інших елементів, кольорова металургія є енерговитратним виробництвом та має складну структуру. Так, міді у руді міститься трохи більше 5%, а цинку і свинцю трохи більше 5,5%. Колчедани, що видобуваються на Уралі, є багатокомпонентними, і в їх складі знаходиться близько 30 хімічних елементів.

Кольорові метали поділяються на шість категорій, відповідно до своїх фізичним властивостямта призначення:

  1. Важкі. мають високу щільністьвідповідно, і вага. До них відносяться Cu, Ni, Pb, Zn, Sn.
  2. Легкі. Мають малу вагу через незначну питому щільність. До них відносяться: Al, Mg, Ti, Na, Ka, Li.
  3. Малі: Hg, Co, Bi, Cd, As, Sb.
  4. Легуючі. В основному використовуються для одержання сталей та сплавів з необхідними якостями. Це W, Mo, Ta, Nb, V.
  5. Шляхетні. Широко відомі та використовуються для виготовлення ювелірних прикрас. У тому числі Au, Ag, Pt.
  6. Рідкоземельні, розсіяні: Se, Zr, Ga, In, Tl, Ge.

Специфіка галузі

Руди кольорових металів, як було вище сказано, містять невелику кількість елемента, що видобувається. Тому на тонну тієї ж міді потрібно до 100 т руди. Через велику потребу у сировині кольорова металургія, здебільшого, розташовується поблизу своєї сировинної бази.

Кольорові руди своєї переробки вимагають великої кількості палива чи електроенергії. Енергетичні витрати досягають половини загальних витрат, пов'язаних із виплавкою 1 т металу. У зв'язку з цим металургійні підприємства розташовані у безпосередній близькості від виробників електроенергії.

Виробництво рідкісних металів в основному засноване на відновленні з'єднань. Сировина надходить із проміжних етапів збагачення руд. Через невеликі обсяги та труднощі виробництва отриманням рідкісних металів займаються лабораторії.

Склад галузі

Види кольорової металургії включають галузі, пов'язані з отриманням певних видів металів. Так, укрупнено можна виділити такі галузі:

  • виробництво міді;
  • виробництво алюмінію;
  • виробництво нікелю та кобальту;
  • виробництво олова;
  • виробництво свинцю та цинку;
  • видобуток золота.

Отримання нікелю тісно пов'язане з місцем видобутку нікелевих руд, які розташовані на Кольському півострові та в Норильському районі Сибіру. Багато галузей кольорової металургії відрізняються багатоступінчастим металургійним переділом проміжних продуктів.

На цій підставі ефективний комплексний підхід. Ця сировина для отримання інших супутніх металів. Утилізація відходів супроводжується отриманням матеріалів, що використовуються не тільки в інших галузях важкого машинобудування, а й у хімічній та будівельній галузях.

Металургія важких металів

Отримання міді

Основними етапами одержання чистої міді є виплавка чорнової міді та її подальше рафінування. Чорна мідь видобувається з руд, а низька концентрація міді в уральських мідних колчеданах і її об'єми не дозволяють перенести виробничі потужності з Уралу. Як резерв виступають: медисті пісковики, мідь-молібденові, мідь-нікелеві руди.

Рафінування міді та переплавлення вторинної сировини проводиться на підприємствах, які віддалені від джерел видобутку та первинної плавки. Сприяє їм низька вартість електрики, оскільки отримання тонни міді витрачається до 5 кВт енергії на годину.

Утилізація сірчистих газів з подальшою переробкою послужила стартом для отримання сірчаної кислоти хімічної промисловості. Із залишків апатитів виробляє фосфатні мінеральні добрива.

Отримання свинцю та цинку

Металургія кольорових металів, таких як свинець та цинк, має складну територіальну роз'єднаність. Видобуток руди ведуть на Північному Кавказі, Забайкаллі, Кузбасі і Далекому Сході. А збагачення та металургійний переділ проводиться не лише біля місць виїмки руди, а й на інших територіях із розвиненою металургією.

Свинцеві та цинкові концентрати багаті на хімічну елементну основу. Однак сировина має різний відсотковий вміст елементів, через що не завжди цинк та свинець можна отримати у чистому вигляді. Тому технологічні процеси у районах різні:

  1. У Забайкаллі одержують лише концентрати.
  2. На Далекому Сході одержують свинець та цинковий концентрат.
  3. На Кузбасі отримують цинк та свинцевий концентрат.
  4. На Північному Кавказі ведуть переділ.
  5. На Уралі виробляють цинк.

Металургія легких металів

Найпоширенішим легким металом є алюміній. Сплави на його основі мають властивості, властиві конструкційним і спеціальним сталям.

Для отримання алюмінію сировиною є боксити, алуніти, нефелін. Виробництво поділено на дві стадії:

  1. На першій стадії одержують глинозем і необхідний великий обсяг сировини.
  2. У другій стадії електролітичним методом виробляють алюміній, потім потрібно недорога енергія. Тому етапи виробництва знаходяться на різних теренах.

Одержання алюмінію та сплавів зосереджено у промислових центрах. Сюди поставляється брухт на вторинну переробку, що у результаті знижує собівартість готової продукції.

Кольорові метали мають ряд характерних лише їм властивостей, визначальних застосування в машино- і приладобудуванні, попри те, що зустрічаються вони у природі набагато рідше, ніж залізо. Це і високі тепло- і електропровідність, хороша корозійна стійкість, мала або навпаки велика питома вага, низька або висока температура плавлення, висока пластичність або міцність.

Основною продукцією кольорової металургії є зливки кольорових металів для прокату та виливків, лігатури (сплави з легуючими елементами для виготовлення легованих сплавів), чисті та особливо чисті метали для електроніки та приладобудування.

ВИРОБНИЦТВО МЕДІ

За рік у світі виробляється 3…5 млн. тонн міді. Вона має важливі для сучасної техніки властивості, такі як високі електро- та теплопровідність, пластичність, хороша корозійна стійкість. Близько половини всього річного виробництва чистої металевої міді йде виготовлення проводів, кабелів, шин та інших струмопровідних виробів електротехнічної промисловості. Разом з тим з давніх-давен широко застосовуються сплави міді з цинком (латуні) і з оловом (бронзи).

В даний час найголовнішим джереломдля отримання міді служать сульфідні руди, що містять халькопірит (мідний колчедан) CuFeS 2 халькозин CuS, пірит FeS 2 і сульфіди цинку, свинцю, нікелю, а нерідко срібло і золото. Іншим джерелом для одержання міді є окислені мідні руди, що містять куприт Cu 2 O або азурит 2CuCO 3 ×Cu(OH) 2 .

Вказані руди бідні. Вміст міді у них незначно – 1…5%, тому руди перед плавкою піддають збагаченню. Збагачення флотацією дозволяє виділити з руди окремо мідний концентрат, що містить 11...35% міді, а також цинковий або піритний концентрати.

Природні запаси міді постійно скорочуються. Тому нині істотним стає використання металобрухту та інших відходів промисловості, які містять мідь. Найбільші промислово розвинуті країниз відходів отримують міді більше, ніж виплавляють їх із руд.

Для отримання міді з руд зазвичай використовують пірометаллургічний спосіб, що складається з плавки на штейн і відновлювальної плавки, але деякі руди успішно переробляють і гідрометалургійним способом, наприклад вилуговуванням сірчаною кислотою.

Процес виробництва міді найбільш поширеним, пірометалургійним способом можна розділити на наступні етапи: подрібнення мідних руд, їх збагачення, випалення концентрату, отримання мідного штейну, переробка мідного штейна, рафінування міді (рис. 1.16).

Збагачення мідних руд здійснюють методом флотації, заснованому на різному змочуванні водою сполук міді та порожньої породи. Для збагачення утворюють пульпу, що складається з подрібненої руди, води та флотаційного реагенту (ялицевої олії). Останній адсорбується на частинках руди у вигляді плівок, що не змочуються водою. Під час продування пульпи бульбашки повітря збираються на поверхні цих частинок і захоплюють їх вгору, утворюючи на поверхні шар піни. Порожня порода, що змочується водою, осідає на дно ванни. Піну з поверхні ванни збирають, сушать і одержують концентрат з необхідним вмістом міді.

Випал концентрату проводять при 750 … 850 °С повітряному середовищідля окислення сульфідів та зменшення вмісту сірки. Найбільш продуктивним є випал у киплячому шарі. Подрібнений концентрат завантажується у вікно в середній частині, а знизу в піч через піддон подається повітря. Тиск повітря встановлюється таким, щоб частинки концентрату знаходилися у завислому (киплячому) стані. Обпалений концентрат «переливається» через поріг печі як недогарка. Сірчисті гази, що відходять, очищаються в циклоні від твердих частинок і направляються в сірчанокислотне виробництво.

Отримання мідного штейну. Штейн у застиглому вигляді - це сплав сульфідів міді та заліза та сульфідів цинку, свинцю, нікелю, що містить 20...60% міді, 10...60% заліза та до 25% сірки. Рідкі штейни добре розчиняють золото і срібло, і, якщо ці метали є в руді, вони майже повністю концентруються в штейні. Мета плавки на штейн - відділення сірчистих сполук міді і заліза від домішок, що містяться в руді, присутніх в ній у вигляді окисних сполук.

Залежно від хімічного складуруди та її фізичного стану штейн одержують або в шахтних печах, якщо сировиною служить шматкова мідна руда, що містить багато сірки, або у відбивних або дугових електропечах, якщо вихідним продуктом служать порошкоподібні флотаційні концентрати.

Як вогнетриви відбивних печей використовують динасову або магнезитову цеглу. Вогнетрив вибирають залежно від переважання в шихті основних або кислотних оксидів, оскільки відповідність складу шихти та вогнетривких матеріалів подовжує термін їхньої служби. Відбивні печі опалюють мазутом, вугільним пилом чи газом, вдаючи паливо форсунками. Максимальна температура у головній частині печі 1550 °С, у хвостовій – 1250 … 1300 °С. Шихту в ці печі завантажують через отвори у склепінні, розташовані вздовж печі біля бічних стінок. При завантаженні шихта лягає укосами вздовж стін, оберігаючи кладку від прямої дії шлаків та газів. У міру нагрівання шихти починаються реакції часткового відновлення вищих оксидів заліза та міді, окислення сірки та шлакоутворення:

FeS + 3Fe 3 O 4 + 5SiO 2 = 5(2FeO*SiO 2) + SO 2 ;

2Cu 2 S + 3O 2 = 2Cu 2 O + 2SO 2 .

Сульфіди міді та заліза, сплавляючись, дають первинний штейн, який, стікаючи по укосах, змінює свій склад, збіднюючись залізом та збагачуючись міддю.

2FeS + 2Cu 2 O + SiO 2 = 2FeO*SiO 2 + 2Cu 2 S.

У цьому 2FeO*SiO 2 надходить у шлак, а 2Cu 2 S – в штейн. Штейн, має щільність близько 5000 кг/м 3 , збирається на поду печі, а шлак (щільність близько 3500 кг/м 3 ) утворює другий верхній рідкий шар. Його випускають у міру накопичення через шлакове вікно, розташоване у хвостовій частині печі. Випуск штейна роблять у міру його утворення та потреби в ньому наступного конвертерного переділу.

Переробка мідного штейну. Розплавлений штейн переробляють на чорнову мідь продуванням його повітрям в конвертері - горизонтально розташованому циліндричному посуді з листової сталі довжиною 5 ... 10 і діаметром 3 ... 4 м, футерованій магнезитової цеглини.

Переробка штейна протікає у два періоди. У конвертер завантажують шматковий кварц, заливають розплавлений штейн і продують його повітрям. Повітря, енергійно перемішуючи штейн, окислює сульфіди міді та заліза:

2FeS + 3O 2 = 2FeO + 2SO 2 + 940 кДж;

2Cu 2 S + 3O 2 = 2Cu 2 O + 2SO 2 + 775 кДж,

при цьому закис міді завдяки обмінній взаємодії знову перетворюється на сульфід:

Cu2O+FeS = Cu2S+FeO.

Тому в першому періоді йде практично окислення лише заліза, а закис заліза шлакується кварцем:

2FeO + SiO2 = 2FeO*SiO2.

Шлак, що утворюється, періодично зливають і в конвертер додають свіжі порції мідного штейна і кускового кварцу. Температура штейна, що заливається, становить близько 1200 °С, але за час продування, за рахунок великого виділення тепла при окисленні сульфідів температура підвищується до 1350 °С. Тривалість першого періоду залежить від кількості міді в штейні та становить 6...10 год. Добавка в повітряне дуття кисню підвищує температуру в конвертері та дозволяє завантажувати в нього холодний концентрат, замінивши їм деяку частину розплавленого штейну.

Перший період закінчиться, коли в штейні, що продується, окислиться сірчисте залізо. Після цього ретельно видаляють шлак і продовжують продування без добавки штейну та кварцу. Повітря окислює тепер тільки Cu 2 S, і закис міді, що утворився, сприяє появі в конвертері металевої міді по реакції

Cu 2 S + 2Cu 2 O = 6Cu + SO 2 .

Другий період закінчується, як у конвертері весь штейн перетворюється на мідь, потім зазвичай йде 2 ... 3 год.

Чорну мідь після закінчення процесу, нахиляючи конвертер, випускають у ківш і розливають у виливниці. Отриману мідь називають чорновою, оскільки містить до 1,5% домішок заліза, цинку, нікелю, миш'яку, сурми, кисню, сірки.

Рафінування міді. Чорна мідь піддається рафінуванню для видалення домішок, що погіршують її якість, а також для отримання золота і срібла. У сучасній практиці застосовують вогневе та електролітичне рафінування.

Вогневе (пірометалургійне) рафінування полягає в окисленні домішок у відбивних печах при продуванні чорнової міді повітрям. Кисень повітря з'єднується з міддю і утворює оксид Cu 2 O, який потім реагує з домішками металів (Me) реакції

Me + Cu 2 O = MeO + 2Cu.

Одночасно окислюється і сірка:

Cu2S+2Cu2O=6Cu+SO2.

Після цього приступають до розкислення міді - відновлення Cu2O. Для цього мідь перемішують дерев'яними жердинами. Бурхливе виділення парів води та вуглеводнів сприяє видаленню газів та відновленню міді:

4Cu 2 O + CH 4 = 8Cu + 2H 2 O + CO 2 .

Після вогневого рафінування чистота міді досягає 99...99,5%.

Електролітичне рафінування міді проводять у ваннах, наповнених розчином сірчанокислої міді, підкисленим сірчаною кислотою. Анодами є пластини з чорнової міді розміром 1х1 м і товщиною 50 мм, катодами - листи товщиною 0,5 мм з чистої міді.

При проходженні струму напругою 2...3 і щільністю 100...400 А/м 2 анод розчиняється, мідь переходить у розчин у вигляді катіонів, які потім розряджаються на катодах і відкладаються шаром чистої міді.

Домішки, що мають більш негативний потенціал (Zn, Fe, Ni, Bi, Sb, As та ін) переходять в розчин, але не можуть виділитися на катоді за наявності в ньому великої кількості іонів міді. Золото і срібло не переходять у розчин і осідають на дно ванни разом з окремими шматочками міді, що не встигли розчинитися на аноді, утворюючи шлам. У шлам переходять також сполуки сірки, селену та телуру. Іноді у шламі містяться до 35% Ag, 6% Se, 3% Fe, 1% Au та інші цінні елементи. Тому шлами зазвичай переробляють та витягують ці елементи.

ВИРОБНИЦТВО АЛЮМІНІЮ

Алюміній є досить поширеним у природі металом. Налічується 250 мінералів, які містять алюміній. Основні алюмінієві руди – це боксити, нефеліни, алуніти, каоліни. Вони він зустрічається у вигляді гідроксиду (АlООН, Аl(OH) 3), каолініту (Al 2 O 3 ×2SiO 2 ×2H 2 O), корунду (Al 2 O 3).

Основною рудою, що використовується для виробництва алюмінію, є боксити. Алюміній у них міститься у вигляді гідрооксидів Al 2 O 3 ×Н 2 Про і Al 2 O 3 × 3Н 2 О. У руді багато домішок, однак, виробництво економічно доцільне при вмісті глинозему в ній не менше 12...14%. У нашій країні головні родовища бокситів перебувають у Ленінградської області, на Уралі та в Красноярському краї.

Технологічний процес виробництва алюмінію складається з трьох етапів: вилучення глинозему з руд, його електроліз з метою отримання алюмінію та рафінування. Послідовність технологічних операцій наведено на рис. 1.17.

Найбільш поширеним у світовій практиці способом отримання глинозему з бокситів є мокрий лужний спосіб.

Існує певна послідовність технологічних операцій.

Підготовка бокситу, що полягає в прожарюванні його в прохідних трубчастих печах, дробленні та подрібненні на дробарках, розділенні по крупності на гуркотах, подальшому подрібненні в млинах та відділенні фракції тонкого помелу за допомогою класифікаторів.

Вилужування бокситу, що полягає в його хімічному розкладі при взаємодії з водним розчином луги. Для цього подрібнений боксит завантажують в автоклав і змішують із розчином лугу при температурі 200...250 °С та тиску 3 МПа. Для цього через автоклав внизу пропускають струмінь пари, який перемішує та підігріває отриману пульпу.

В результаті в пульпі відбуваються наступні реакції

Al 2 O 3 ×Н 2 Про + 2NaOH = 2NaAlO 2 + H 2 O.

Достатня концентрація алюмінату натрію (NaAlO 2) утворюється в розчині приблизно через 4 години Інші компоненти бокситу (SiO 2 , Fe 2 O 3 , TiO 2 та ін) утворюють осад (червоний шлам). Пульпа витісняється з автоклава і трубою транспортується для подальшої переробки.

Відділення алюмінатного розчину від червоного шламу. Пульпу розбавляють водним розчином, отриманим від промивання червоного шламу попередньої партії, і обробляють у згущувачах (температура пульпи 90 … 100 °С). Внаслідок цієї обробки червоний шлам осідає, після чого алюмінатний розчин зливають і відфільтровують (освітлюють).

Розкладання алюмінатного розчину відбувається за реакцією

NaAlO 3 + 2H 2 O = NaOH + Al(OH) 3 .

Процес розкладання називається викручуванням чи декомпозицією. Його виробляють шляхом повільного перемішування (96 ... 120 год) алюмінієвого розчину в присутності кристалічного гідроксиду алюмінію Al(OH) 3 . Процес протікає у камерах (декомпозерах) за нормальної температури 30 … 60 °З. В результаті з алюмінієвого розчину виділяється кристалічний гідроксид алюмінію. Отриману пульпу піддають згущенню. Частину пульпи, що згущує, використовують для викручування в наступному циклі, а основну частину пульпи фільтрують і промивають. В результаті одержують кристалічний гідроокис алюмінію з 3...4% вологи.

Зневоднення гідроксиду алюмінію (кальцинація) - завершальна стадія виробництва глинозему. Її проводять у трубчастих печах, що обертаються, довжиною 50 ... 70 м і діаметром близько 4 м. Пекти розташована з нахилом. З високого боку в піч надходить сировина і, проходячи по всій її довжині, зневоднюється газами, що йдуть назустріч. При 40...200 °С матеріал висушується. При 200 ... 1250 ° С з нього видаляється гідратна вода і утворюється безводний окис алюмінію.

2Al(OH) 3 = Al 2 O 3 + 3H 2 O.

Наприкінці печі (зоні охолодження) температура отриманого глинозему знижується до 60 ... 70 ° С, і його вивантажують із печі (через 1,5 години після початку процесу кальцинації). Глинозем по трубопроводу передається для зберігання в цех електролізу.

Вищеописана технологія дозволяє отримати чистий глинозем (домішки становлять не більше 0,4...0,66%).

Наступний етап технологічного процесу виробництва алюмінію полягає в електролізі глинозему.

Електроліз глинозему виробляють у рідкому кріоліті (3NaF×AlF 3 або Na 3 AlF 6) в електролізері (рис. 1.17). Катодний пристрій електролізера 1 являє собою ванну в сталевому кожусі, футеровану всередині вугільними блоками. До вугільної подіни ванни підключено мідні шини для підведення електричного струму.

Анодний пристрій 2 являє собою вертикально встановлений вугільний блок. Нижня його частина занурена в електроліт. До електролізера підводиться постійний електричний струм силою 70 ... 75 кА і напругою 4 ... 4,5 В. Струм використовується як у процесі електролізу, так і для розігріву електроліту до температури 1000 ºС.

Електроліт складається з розплаву кріоліту, в якому міститься 8...10% глинозему.

У процесі роботи внаслідок розкладання глинозему на подіні ванни під електролітом збирається рідкий алюміній. Його називають сирцем через великий вміст домішок.

Завершальний етап процесу – рафінування алюмінію. Операція полягає у продуванні розплаву алюмінію хлором. При цьому утворюється хлористий пароподібний алюміній. Бульбашки газів, що утворюються, адсорбують на своїй поверхні атоми домішок і виносять їх на поверхню ванни металу.

Після рафінування рідкий алюміній відстоюють - витримують у ковші або електропечі протягом 30...45 хв. В результаті чистота алюмінію досягає 99,5...99,85%. Отриманий алюміній розливають у виливниці і отримують у результаті зливки.

Описана технологія вимагає великої кількості електроенергії. Витрата енергії на 1 т металу становить 10000...12000 кВт-год.

ВИРОБНИЦТВО МАГНІЮ

Магній широко використовується в металургії при виробництві чавуну, сталі та кольорових металів. У техніці магній застосовується у вигляді сплавів в авіаційній та автомобільній промисловості.

Магній як метал досить поширений у природі. Його зміст у земної корискладає близько 2,3%. Зустрічається магній у вигляді наступних мінералів, які є сировиною для його виробництва: магнезит – природний карбонат магнію (МaСО 3), що містить 28,8% Mg; доломіт – подвійний карбонат магнію та кальцію (MgCO 3 ×СаСО 3), що містить 13,2% Mg; карналіт – подвійний хлорид магнію та калію (MgCl 2 ×KCl ×6H 2 O), що містить 8,8% Mg, та бішофіт – шестиводний хлорид магнію (MgCl 2 × 6Н 2 О), розчинений у морській воді та воді солоних озер.

Незалежно від виду вихідної сировини процес отримання магнію можна розбити на три періоди: підготовка сировини, отримання з неї магнію та рафінування. Залежно від типу сировини магній отримують термічним та електролітичним способами. Останній застосовується найчастіше.

Основною сировиною для отримання магнію в нашій країні є карналіт. Послідовність процесу одержання магнію наступна (рис. 1.18).

Збагачення карналіту. Руду подрібнюють, після чого обробляють гарячою водою(T = 110 ... 120 ° С). При цьому MgCl 2 і KCl переходять у розчин, а нерозчинні домішки після випадання осад видаляються. Далі розчин охолоджують у вакуум-кристалізаторах до нормальної температури, у результаті з нього випадають кристали так званого штучного карналіту MgCl 2 ×KCl×6H 2 O, які при фільтруванні відокремлюють. Отриманий карналіт має приблизно такий склад: 32% MgCl 2 ; 26% KCl, 5% NaCl та 37% H 2 O.

Зневоднення карналіту здійснюють у дві стадії. Перша стадія процесу – у киплячому шарі печі. Процес здійснюють у похилій печі шахтного типу. Зневоднення карналіту відбувається гарячим газом, що надходить у піч через велику кількість отворів у подіні. Тиск газу порошкоподібний карналіт інтенсивно перемішується і переноситься вздовж пода аж до вихідного вікна. Такий рух створює враження кипіння. Карналіт при цьому нагрівається до температури 200...210°С, зневоднюється до 3...4% залишкової вологи, а потім прямує на другу стадію зневоднення.

На цій стадії отримання безводного карналіту здійснюють розплавленням його в камерній електричній плавильній печі, а потім і в міксері, що підігрівається. Камерна електрична піч і міксер є електричними печами опору, в яких нагрівальними елементами служить розплавлений карналіт. У плавильній печі температура карналіту досягає 520...550 °С. У міксері температуру розплаву піднімають до 840...860 °С. В результаті відбувається повне зневоднення карналіту, при цьому частина домішок випадає в осад.

Електролітичне отримання магнію здійснюють електролізері. Він являє собою сталеву ванну, футеровану вогнетривкою цеглою. Ванну електролізера заповнюють розплавленим електролітом (розплав зневодненого карналіту та зворотний хлористий магній). Температуру електроліту підтримують у межах 720 °С. Електролізер оснащений графітовим анодом, встановленим між двома сталевими катодами. Зверху ванна закрита хлороуловлювачем і повністю ізольована від повідомлення з атмосферою. Так як електроліт містить солі MgCl 2 , KCl, NaCl і домішки інших солей та оксидів, то електролітичне розкладання хлористого магнію забезпечується пропусканням через електроліт електричного струму необхідної напруги (2,7 … 2,8 В), струм 30 … 70 кА. Напруга, у якому відбувається розкладання інших сполук, які у електроліті, вище, ніж хлористого магнію.

В результаті роботи установки на аноді утворюються бульбашки хлору, які виділяються з електроліту і відразу відсмоктуються з електролізера. На робочій поверхні катодів виділяються крапельки металевого магнію. Магній легший за електроліт, тому він спливає на поверхню, звідки періодично видаляється вакуумними ковшами. На дно ванни осідає шлам, що містить оксид магнію і частково відновлене залізо. Шлам та відпрацьований електроліт видаляють вакуумними насосами. В результаті електролізу отримують магній-сирець, що містить до 2...3% домішок (окис магнію, нітрид та силіцид магнію тощо)

Рафінування магнію-сирцю, витягнутого з електролізера, проводять з метою видалення домішок електроліту. Рафінування полягає у переплавленні отриманого магнію з флюсом. Для цього магній заливають у сталевий тигель і перемішують із флюсом (борною кислотою та ін.). Тигель встановлюють в електропіч і нагрівають до 710...720 °С протягом 0,5...1 год. У процесі відстоювання домішки розчиняються у флюсі, спливають і утворюють шлак. Після цього магній розливають у виливниці та отримують зливки, чистотою 99,9%. Більш глибоке очищення магнію можна здійснити шляхом його сублімації (ліхтаря) у вакуумі.

ВИРОБНИЦТВО ТИТАНУ

Титан вважається поширеним у природі металом, оскільки вміст їх у земної корі становить 0,6%. Унікальне поєднання властивостей титану та його сплавів, таких як висока міцність, корозійна та хімічна стійкість, мала питома вага, висока температура плавлення використовується в авіа- та суднобудуванні, космічній техніці, хімічній промисловості тощо.

Рудами, що є сировиною для отримання титану, в даний час є ільменіт FeO × TiO 2 і рутил TiO 2 .

Відомо кілька способів отримання титану із руд. Схема одного з найпоширеніших технологічних процесів, вихідним продуктом у якій є ільменіт, наведено на рис. 1.19. Технологічна схема процесу включає наступні етапи: виділення концентрату з руди, отримання двоокису титану, отримання чотирихлористого титану, відновлення титану з отриманням губчастого металу, рафінування його та переплавлення титанової губки в зливки.

Перед виділенням концентрату з руд їх дроблять і у зв'язку з низьким вмістом потрібного компонента збагачують. Титанові руди легко збагачуються флотацією, гравітацією тощо. В результаті одержують ільменітовий концентрат, із вмістом двоокису титану до 40...45%.

Одержання концентрованого двоокису титану досягається відділенням оксидів заліза та порожньої породи, вміст яких в концентрації ільменіту становить більше 40%. Для цього концентрат змішують з вугіллям, завантажують у полум'яні відбивні або електричні печі та нагрівають до температури плавлення чавуну (~1200 °С). Внаслідок цього залізо з оксидів відновлюється, а після його навуглерожування вугіллям на подині печі утворюється чавун.

FeO×TiO 2 + З = Fe + TiO 2 + СО.

Оксиди титану переходять у шлак, що випливає на поверхню ванни розплавленого чавуну. Чавун і шлак випускають із печі та роздільно розливають у виливниці. Титановий шлак, що має характерний білий колір, містить до 90% двоокису титану, а також домішки-окисли заліза, кремнію, алюмінію та ін. Побічним продуктом процесу є чавун.

Чотирьоххлористий титан отримують хлоруванням титанового шлаку. Для цього його подрібнюють, змішують з вугіллям, кам'яновугільною смолою (сполучна) і пресують у брикети. Брикети прожарюють при температурі 800 ° С без доступу повітря, а потім хлорують у спеціальних печах – шахтних хлораторах. Процес здійснюють при високій температурі (800...1250 °С). У присутності вуглецю хлор вступає в реакцію з двоокисом титану за реакцією:

TiO 2 + 2Cl 2 + C = TiCl 4 + CO 2 .

Чотирьоххлористий титан, є бурою рідиною з температурою кипіння 1300 °С. Разом з ним утворюються хлористі сполуки елементів, що входять до складу шлаку у вигляді домішок (FeCl 4 AlCl 3 та ін.). Розподіл хлоридів здійснюють за принципом ректифікації. Для цього пари суміші хлоридів пропускають через систему конденсаційних установок, в яких підтримується нижча температура, ніж температура кипіння відповідного хлориду.

Відновлення титану з хлористої сполуки здійснюється найчастіше магнійтермічним методом. Процес здійснюють у реакторах при температурі 950 ... 1000 ° С в атмосфері аргону. Реактор є сталевою ретортою діаметром і висотою кілька метрів. У реактор завантажують магній і подають чотирихлористий титан. Внаслідок їх взаємодії утворюється металевий титан, тверді частинки якого спікаються в пористу масу-губку.

TiCl 4 + 2Mg = Ti + 2MgCl 2 .

Побічний продукт процесу - хлористий магній періодично зливається з реактора через льотку і прямує на переробку (електроліз). Отримана губка титану у своїх порах містить як домішки до 35 ... 40% магнію і хлористого магнію.

Рафінування титану з метою очищення його від домішок здійснюють методом вакуумної дистиляції - витримкою при температурі 900 ... 950 ° С у вакуумі (при залишковому тиску 0,1 Па). При цьому домішки або розплавляються або випаровуються.

Переплавлення титанової губки в зливки здійснюється методом вакуумно-дугового переплаву. Для цього з губки пресуванням виготовляють електрод, що витрачається, і здійснюють переплав його у вакуумі на установці, аналогічної розглянутої раніше в розділі рафінування сталі. Чистота одержаних злитків титану становить 99,6...99,7%.

Питання для поточного контролю знань у розділі

1. Які матеріали, що застосовуються в машино- та приладобудуванні, ви знаєте?

2. Що є чорні сплави, які чорні сплави ви знаєте?

3. Що таке кольорові метали, які кольорові метали ви знаєте?

4. Які неметалічні матеріали ви знаєте?

5. Що таке металургійне виробництво, якими є його завдання?

6. Які види продукції виготовляє чорна металургія?

7. Які матеріали є вихідними під час виробництва чавуну?

8. Що в металургії називають шихтою?

9. Як влаштована та працює доменна піч?

10. Які недоліки способу отримання залізовуглецевих сплавів у доменній печі ви знаєте?

11. Що є сировиною під час виробництва сталі?

12. Яка послідовність протікання фізико-хімічних реакцій у сталеплавильній печі?

13. Які етапи технологічного процесу виплавки сталі у металургійній печі ви знаєте?

14. Яка сутність способу виробництва сталі в кисневому конвертері, як влаштований та працює кисневий конвертер?

15. Перерахуйте переваги та недоліки способу виробництва сталі в кисневому конвертері?

16. Як здійснюють виплавку сталі в мартенівській печі?

17. Розкажіть, як влаштована та працює мартенівська піч?

18. На які періоди ділиться процес плавки в мартенівській печі?

19. Які переваги та недоліки мартенівської печі?

20. Які електропечі, призначені для виплавки сталі, ви знаєте?

21. Що є джерелом тепла в електричній дуговій печі?

22. Як влаштована та працює дугова електропіч для виплавки сталі?

23. Які переваги та недоліки дугової електричної печі?

24. Що є джерелом тепла в електричній індукційній печі?

25. На якому принципі побудовано роботу індукційних електричних печей для виплавки сталі?

26. Як влаштована та працює індукційна електрична піч?

27. Назвіть переваги та недоліки індукційної печі?

28. Які засоби прямого відновлення заліза з руд ви знаєте?

29. Розкажіть про метод позадоменного отримання заліза, реалізований на Оскольському металургійному комбінаті?

30. Як у сталь потрапляють домішки?

31. Які методи підвищення якості ви знаєте?

32. У чому полягає метод рафінуючої обробки сталі синтетичними шлаками?

33. У чому полягає метод вакуумної дегазації сталі при її обробці, що рафінує?

34. Як здійснюється електрошлаковий переплав при рафінуванні сталі?

35. У чому полягає сутність способу вакуумно-дугового переплаву і як він впливає якість сталі?

36. Які методи розливання ви знаєте?

37. Яке оснащення використовується для розливання сталі?

38. Як здійснюється розливання сталі при заповненні виливниць зверху, які переваги та недоліки має цей метод?

39. Що являє собою метод розливання стали сифоном, які переваги та недоліки він має?

40. Яким чином розливають сталь на машинах для безперервного розливання, які переваги та недоліки він має?

41. Які основні види продукції кольорової металургії ви знаєте?

42. Як нині здійснюють виробництво міді?

43. Розкажіть про технологічний процес виробництва алюмінію?

44. У якій послідовності виконують операції під час виробництва магнію?

45. Як виглядає найпоширеніша нині схема технологічного процесу виробництва титану?

ВИРОБНИЦТВО МЕТАЛІВ

Металургією називають галузь промисловості, яка виробляє метали із руд та іншої сировини.

Усі метали ділять на чорні та кольорові. До чорних металів відносяться залізо, марганець, хром та сплави на їх основі; до кольорових – решта. Кольорові метали поділяються на чотири групи: 1) важкі: мідь, свинець, олово, цинк та нікель; 2) легкі: алюміній, магній, кальцій, лужні та лужноземельні; 3) дорогоцінні, або благородні: платина, іридій, осмій, паладій, рутеній, родій, золото та срібло; 4) рідкісні (всі інші): а) тугоплавкі: вольфрам, молібден, ванадій, титан, кобальт, цирконій ініобій; б) розсіяні: германій, галій, талій, індій та реній; в) рідкісноземельні: лантаноїди; г) радіоактивні: торій, радій, актиній, протактиній та уран; д) штучні полоній, астат, нептуній, плутоній та ін.

Сировина кольорової та чорної металургії. По видобутому металу руди називають залізними, мідними, марганцовими, свинцевими, міднонікелевими, урановими і т. п. За складом їх ділять насульфідні, окислені та самородні. Сульфідними рудами називаються породи, в яких отримуваний метал знаходиться у вигляді сульфідів. Це мідні, цинкові, свинцеві і поліметалеві руди (халькопірит CuFeS 2 , галеніт PbS, сфалерит ZnS та ін). Залізні, марганцеві, алюмінієві руди найчастіше бувають окисленими. Руди, що містять природні метали сплави, називають самородними.

На рівні розвитку технології вважається рентабельною переробка залізняку з вмістом щонайменше 30 % Fe, цинкових - 3% Zn імедних - 0,5 % Сі.

Для отримання металу з руди, крім відділення порожньої породи, необхідно відокремити метал від хімічно пов'язаних із ним елементів. Ця стадія називається металургійним процесом. Металургійний процес, який здійснюється із застосуванням високих температур, називається пірометаллургічним, з використанням водних розчинів - гідрометалургійним. В окрему групу виділяють електрометалургійні процеси.

Перша стадія виробництва – збагачення сировини. Наступна стадія полягає в розкладанні концентрату випалом, обробці його хлором, а також оксидом сірки (IV) або рідкими реагентами (кислотами, лугами, комплексоутворювачами). Останніми двома способами видобутий метал переводять у розчин, з якого виділяється оксид або сіль. рідкісного металуосадженням у вигляді малорозчинної сполуки або кристалізації. Завершальна стадія - отримання чистого металу або сплавів відновленням вуглецем або воднем, термічним розкладанням, витісненням (цементація), електролізом розчинів або розплавів.

У виробництві тугоплавких металів (вольфрам, молібден – завод «Переможе») застосовується метод порошкової металургії, який полягає у відновленні оксидів порошкоподібних металів. Потім металевий порошок пресують під великим тиском, випікають в електричних печах, отримуючи метал безпереведення його в рідкий стан. Температура спікання металевого порошку зазвичай на 1/3 нижче за температуру плавлення металу.

ВИРОБНИЦТВО ЗАЛІЗУ ТА ЙОГО СПЛАВІВ

Серед металів, що використовуються людиною, залізо та його сплави за обсягом і сферами застосування займають перше місце. У практиці зазвичай використовують не чисте залізо, яке сплави, й у першу чергу з вуглецем. У техніці залізом називають чорний метал із вмістом вуглецю менше 0,2%. За кількістю вуглецю всі сплави поділяють на сталі та чавуни. До сталям відносяться залізні сплави із вмістом вуглецю від 0,2 до 2%, до чавунів - із вмістом вуглецю вище 2% (зазвичай від 3,5 до 4,5%).

На малюнку 1 наведено діаграму фазового стану системи залізо-вуглець.

Як випливає з діаграми, температура початку плавлення сталей знижується зі зростанням вмісту вуглецю до точки Е. Ця точка відповідає граничній розчинності вуглецю в твердому залізі (2%). Для чавуну, незалежно від кількості вуглецю, температура плавлення залишається постійною.

Якщо в чавуні значна частина вуглецю знаходиться у вигляді цементиту Fe 3 C, такий чавун називається білим. Через високу твердість і крихкість його важко обробляти на верстатах, тому білий чавун переробляється в сталь. За цією ознакою він отримав ще назву чавуну. При повільному охолодженні розплавленого чавуну частина Fe 3 C розпадається виділенням вільного вуглецю як графіту. Такий чавун називається сірим чи ливарним. Він м'якший, менш тендітний і добре обробляється на верстатах.

За складом сталі можуть бути вуглецевими та легованими. Вуглецевими називають сталі, властивості яких визначаються вуглецем, інші домішки істотного впливу не надають. За вмістом вуглецю ці сталі ділять на: маловуглецеві (до 0,3% З), середньовуглецеві (від 0,3 до 0,65%) і високовуглецеві (від 0,65 до 2% З). З ізоковуглецевої сталі виготовляють покрівельне залізо, сталевий лист, чорну і білу бляху (широко використовувану для виготовлення тари), м'який дріт і т. д.; середньовуглецеві сталі використовують для виробництва рейок, труб, дроту, деталей машин; Високовуглецева служить в основному для виготовлення різноманітного інструменту.

Легованими називають сталі, що містять, крім вуглецю, інші спеціально введені для зміни властивостей добавки (Cr, Mn, Ni, V, W, Мо та ін). Сталь, що містить до 3-5% легуючих елементів, вважають низьколегованим, 5-10%-середньолегованим, 10% і більше - високолегованим. Нікель надає сталі підвищену пластичність і в'язкість, марганець - міцність, хром - твердість і корозійностійкість, молібден і ванадій - міцність при високих температурах і т. д. Наприклад, марганцеві сталі (8-14% Мп) мають високу ударостійкість, їх використовують для виготовлення дробарок, кульових млинів, рейок та інших ударонапружених виробів. Хромомолібденові та хромованадієві сталі йдуть на виготовлення колон синтезу, що працюють під високим тиском та при підвищеній температурі. З хромонікелевої або нержавіючої сталі виготовляють хімічні реактори, трубопроводи, кухонний посуд, виделки, ножі тощо. Сталі також класифікують за призначенням: будівельна (конструкційна), машинобудівна, інструментальна та сталі з особливими (спеціальними) властивостями. Деякі домішки помітно погіршують властивості сталі. Так, сірка надає сталі червоноламкість - крихкість при червоному жарінні, фосфор - холодноламкість, тобто крихкість при звичайній і низькій температурі, азот і водень - газопористість, крихкість.



ВИРОБНИЦТВО чавуну

В даний час головний процес металургійного виробництва чорних металів здійснюється за двоступінчастою схемою: одержання чавуну в доменній печі та його переділ у сталь. Чавун використовують також для відливання станин, машин, важких коліс, труб і т. д. Основними вихідними матеріалами для виробництва чавуну є залізні руди, флюси та паливо.

Промислові типи залізних руд класифікують за видом переважаючого рудного мінералу: 1) магнітні залізнякискладаються в основному з мінералу магнетиту Fe 3 O 4 (з найбільш високим вмістом заліза - 50-70% і низьким вмістом сірки), який важко відновити; 2) червоні залізнякимістять 50-70% заліза у вигляді мінералу гематиту - Fe 2 O 3 невеликі домішки сірки, фосфору і відновлюються легше, ніж магнетит; 3) бурі залізнякиявляють собою гідроксиди заліза складу Fe 2 O 3 × пН 2 Про змінною кількістю адсорбованої води. Ці руди переважно бідні за вмістом заліза (від 25 до 53%), часто забруднені шкідливими домішками - сіркою, фосфором, миш'яком. Зустрічаються хромонікелеві бурі залізняки (2% Cr і 1% Ni), що використовуються для виплавки природнолегованих чавуну та сталі; 4) шпатові залізнякимістять 30-37% Fe, а також FeCO 3 і незначні домішки сірки та фосфору. Після випалу вміст заліза збільшується до 50-60%. Для сидеритів часто характерна домішка марганцю від 1 до 10%.

Сировиною служать також відходи виробництва чорних і кольорових металів, та їх частка у загальному споживанні руд невелика. Для перекладу тугоплавких оксидів легкоплавкий шлак, не змішується з чавуном, в процесі доменної плавки використовують флюси - породи основного характеру: вапняк або доломіт (СаСО 3 , MgCO 3). Зазвичай на виплавку 1 т чавуну витрачається 04-08 т флюсів.

Як паливо у виробництві чавуну застосовують кокс із вмістом 80-86% С, 2-7% Н 2 Про, 1,2-1,7 % S, до 15% золи та природний газ.

Підготовка залізняку до доменної плавки полягає в
дроблення, грохочення, усереднення та збагачення. Збагачення ведуть залежно від типу руди відновлювальним випалом, електромагнітною сепарацією, флотацією. У нашій країні практично всю руду, що видобувається, на останньому етапі підготовки піддають агломерації. Це процес спікання подрібненої руди з коксовою дрібницею (5-8%) та обпаленим вапняком (3-6%) в агломераційній машині транспортерного типу. Поряд з агломерацією застосовують і обгортування пилоподібної руди зі сполучною речовиною в обертових випалювальних печах з отриманням котунів.

Процес доменної плавки. Чавун виплавляють у металургійних реакторах шахтного типу, які називають доменними печами або домнами. Опис доменної печі дано у лекції 4.

У зоні горна за рахунок інтенсивної подачі повітря підтримується окисне середовище і вуглець коксу згоряє:

З + Про 2 = СО 2 + 401 кДж

Повітря, що подається в доменну піч, нагрівається в регенеративних повітропідігрівачах (кауперах) до 900-1200 ° С (рис. 2).

Оксид вуглецю (IV) на поверхні розпеченого коксу відновлюється до оксиду вуглецю (II):

2С + СО 2 = 2СО - 166 кДж

Відновлювальний газ, що утворився в горні, піднімається у верхню частину печі, нагріває і відновлює компоненти шихти. Найвища температура в горні доменної печі 1800 °С, нижча у колошнику 250 °С. Тиск газу горні 0,2-0,35 МПа.

У міру опускання шихти послідовно протікають такі процеси: розкладання нестійких компонентів шихти, відновлення оксидів заліза та інших сполук, навуглерожування заліза (розчинення вуглецю), шлакоутворення та плавлення. Розкладання компонентів шихти починається в колошнику, одночасно (до 200 ° С) видаляється волога. При нагріванні шихти від 400 до 600 ° С йде інтенсивне розкладання карбонатів заліза, марганцю, магнію, а за 800-900 ° С - вапняку. Оксиди кальцію та магнію взаємодіють з інгредієнтами порожньої породи, утворюючи силікати та алюмінати. З коксу видаляються залишки летких компонентів.

Відновлення заліза є процесом послідовного переходу від вищих оксидів до нижчих до елементарного заліза за схемою:

Fe 2 O 3 ® Fe 3 O 4 ® FeO ® Fe

В основу відновлювального процесу закладено реакції оксиду вуглецю з оксидами заліза:

2Fe 2 O 3 + CO = 2Fe 3 O 4 + CO 2 + 63 кДж

Fe 3 O 4 + CO = 3FeO + CO 2 - 22 кДж

FeO + CO = Fe + CO 2 + 13 кДж

Відновлення заліза оксидом вуглецю (II) прийнято називати непрямим (непрямим), а з допомогою твердого вуглецю – прямим.

Пряме відновлення заліза протікає як за рахунок вуглецю коксу, а й вуглецю, що утворюється при термічної дисоціації оксиду вуглецю (II) лежить на поверхні руди:

2СО = СО 2 + С

Застосування природного газу як додаткового палива сприяє підвищенню температури процесу та непрямому відновленню руди воднем:

СН 4 + 2О 2 = СО 2 + 2Н 2 + 803 кДж

Н 2 О + С = Н 2 + СО – 126 кДж

Крім заліза, в умовах доменного процесу відновлюються інші елементи, що входять до складу шихти. Проте значна частина марганцю не відновлюється і перетворюється на шлак.

Гетерогенне відновлення руди закінчується одержанням губчастого заліза, у порах якого оксид вуглецю (II) розкладається. Утворений при цьому сажистий вуглець із залізом дає цементит:

3Fе + С = Fe 3 C

Одночасно йде навуглерожування заліза та за рахунок розчинення вуглецю. Підвищення вмісту вуглецю в залозі призводить до зниження температури його плавлення. Приблизно при 1200 °С навуглерожене залізо плавиться, стікає шматками коксу і флюсів, додатково розчиняючи вуглець, кремній, марганець, фосфор та інші елементи. Розплавлений чавун накопичується у горні. Шлакоутворення починається при температурі близько 1000 °З рахунок взаємодії оксиду кальцію з оксидом кремнію (IV), оксидом алюмінію, марганцю. При 1250-1350 ° С шлаки плавляться і накопичуються в горні над розплавленим чавуном. Для попередження переходу FeO в шлак та виведення сірки необхідно підвищувати основність шлаку (надлишок СаО):

FeO × SiO 2 + СаО = CaSiO 3 + FeO

FeO + CO = Fe + CO 2

FeS + CaO = FeO + CaS

MnS + CaO = MnO + CaS

Утворений сульфід кальцію розчинний у шлаку, але нерозчинний у чавуні.

Для забезпечення безперервності процесу доменну піч обслуговують кілька повітронагрівачів. Застосування в доменному процесі нагрітого повітря в межах 1000-1350 ° С дає можливість кожні 100 ° збільшувати продуктивність на 2% і на стільки ж знизити витрату коксу.

В результаті доменної плавки отримують ливарний чавун, що спрямовується на виготовлення виробів методом лиття; передільний і спеціальний чавуни (феросиліцій - 10-12% Si, дзеркальний - 12 - 20% Мn та феромарганець - 60-80% Мn), що переробляються в сталь; доменний шлак, з якого виробляють різні будівельні матеріали: шлакопортландцемент, шлакобетон, шлаковату, ситали для дорожнього будівництва; доменний газ (до 30% СО) відокремлюють від колошникового пилу і використовують як паливо в повітронагрівачах, коксових печах, для нагрівання металу перед прокатом.

ПРЯМИЙ ВИРОБНИЦТВО ЗАЛІЗУ З РУД

Це такий металургійний процес, коли відновлення руди йде у твердому стані, минаючи стадію отримання чавуну. Отримане методом прямого відновлення губчасте залізо переробляється в сталь електродугових печах. Пряме відновлення заліза здійснюється в шахтних печах, що обертаються, в реакторах з киплячим шаром. Сировиною служать котуни з високим вмістом заліза, рудна дрібниця, відновником - природний газ, рідке та пилоподібне тверде паливо. У Росії її на основі Лебединського родовища діє Оскольский електрометалургійний комбінат із прямим отриманням заліза з руди за такою схемою. З рудника дрібнороздроблену та збагачену руду трубопроводом з водою подають на комбінат. Тут руда відокремлюється від води, поєднується зі сполучними речовинами і невеликою кількістю вапна, у обертових барабанах окускується в котуни певного розміру. Окатиші безперервно завантажують у верхню частину шахтного реактора (висота - 50 м, діаметр -8 м), в якому при 1000 - 1100 °С здійснюється протитечією відновлення попередньо нагрітим і конвертованим природним газом (суміштю водню та оксиду вуглецю). З нижньої частини реактора безперервно відводяться відновлені котуни з 90-95% вмістом заліза. Вони надходять у дугову електропіч для виплавки сталі.

ВИРОБНИЦТВО СТАЛИ

Переділ чавуну в сталь полягає в зменшенні в ньому вуглецю (окисленням), в зниженні в металі вмісту кремнію, марганцю та інших елементів, можливо повному видаленні сірки і фосфору. Як окислювач використовують кисень і оксиди заліза. В даний час сталь виплавляють у мартенівських печах, кисневих конвертерах та електричних печах періодичної дії.


Виплавка сталі в мартенівських печах. Мартенівська піч (рис. 3) являє собою ванну відбивну піч, в якій використовують регенерацію теплоти газів, що відходять. Вона складається зі склепіння 3, передніх, задніх і бічних стін, пода 4 та регенераторів 5 -8. У передній стінці розташовані вікна для завантаження шихти, у задній - отвір для випуску сталі та шлаків, бічні отвори служать для введення газового палива та повітря та виведення продуктів горіння з температурою 1600 °С. Для регенерації теплоти піч має чотири камери з насадкою з вогнетривкої цегли. Через одну пару нагрітих насадок 7, 8 у піч направляють газ і повітря, а через другу проходять продукти горіння, що нагрівають насадку 5, 6. Потім потоки змінюються. Вихідними матеріалами для мартенівського процесу є рідкий або твердий передільний чавун, металобрухт (скрап), високоякісна залізна руда і флюси. Опалюється піч газоподібним паливом. По закінченні плавки сильно розігріту піч завантажують рідкий чавун, скрап, флюси і руди. За високої температури металобрухт плавиться, кисень повітря окислює залізо до оксиду заліза, одночасно вищі оксиди заліза відновлюються залізом:

2Fe + O 2 = 2FeO + 556 кДж

Fe 2 O 3 + Fe = 3FeO

Оксид заліза (II), добре розчиняючись у чавуні, окислює розчинені в ньому інші компоненти:

Si + 2FeO = SiO 2 + 2Fe + 264 кДж

Mn + FeO = MnO + Fe + 100 кДж

2P + 5FeO = P 2 O 5 + 5Fe + 199 кДж

Частково ці елементи окислюються і киснем повітря. Оксиди, що утворюються SiO 2 , MnO, P 2 O 6 взаємодіють з флюсами і перетворюються на шлак. У шлак частково переходить сірка, оскільки сульфід кальцію нерозчинний у металі:

СаО + FeS = FeO + CaS

З появою над поверхнею металу шлаку рідкий метал ізолюється від безпосередньої дії кисню, але процес окиснення не припиняється, лише уповільнюється. Оксид FeO, що міститься в шлаку, на поверхні окислюється в Fe 2 O 3 , який дифундує через шлак до металу, окислюючи його. Зі зростанням температури до 1600 °С і вище починає інтенсивно окислюватися вуглець:

FeO + С = ± Fe + СО - 153 кДж

Процес виділення з рідкого металу оксиду вуглецю (II) називають кипінням сталі. Після досягнення в розплаві встановленого вмісту вуглецю шлак видаляють і вводять у сталь розкислювачі - феросиліцій або феромарганець для відновлення розчиненої сталі FeO:

2FeO + Si = 2Fe + SiO 2

FeO + Mn = Fe + MnO

При необхідності наприкінці плавки вводять легуючі елементи. У зв'язку з високими техніко-економічними показниками переробки чавуну в сталь киснево-конверторним способом будівництво нових мартенівських печей припинено.

Виплавлення сталі в кисневих конвертерах. Застосовуваний раніше безсемерівський і томасівський конверторні способи переробки чавуну в сталь мали суттєві недоліки - неможливість використання металобрухту та низька якість сталі внаслідок розчинення в ній азоту повітря порівняно з мартенівським методом. Заміна повітря на кисень дала можливість усунути ці недоліки, і в даний час приріст виробництва сталі відбувається переважно за рахунок будівництва високопродуктивних та економічних кисневих конвертерів з основним футеруванням.

У Росії діють глуходонні конвертери із введенням технічно чистого кисню (99,5%) вертикально зверху через водоохолоджувані фурми. Кисневі струмені під тиском 0,9-1,4 МПа пронизують метал, викликаючи його циркуляцію та перемішування зі шлаком. При киснево-конверторному способі переділу чавуну в сталь протікають ті ж реакції, що і при мартенівському, але інтенсивніше, що дає можливість вводити в конвертер металобрухт, руду, флюси. Плавка в конвертері триває 35-40 хв, а швидкісна мартенівська плавка 6-8 год. .

Виплавлення сталі в електропечахвідноситься до електротермічних виробництв. В електричних печах можна виплавляти сталі практично будь-якого складу, з додаванням легуючих елементів, з низьким вмістом сірки, у відновлювальній, окисній або нейтральній атмосфері, а також у вакуумі. Електросталь відрізняється низьким вмістом газів та неметалічних домішок.

Якість сталі, отриманої будь-яким із трьох розглянутих методів, може бути покращено шляхом позапічного рафінування. Найбільш широко поширені у виробництві всі три методи рафінування: аргонно-кисневе продування металу для виплавки нержавіючих сталей, вакуумне оброблення рідкої сталі для її очищення від неметалевих включень і водню, обробка сталі рідкими синтетичними шлаками (53% СаО, 40% А1 2 О 2 до 3% SiO та до 1% FeO).

Основна частина сталі переробляється на вироби шляхом механічної обробки. Традиційна схема: розлив сталі в чавунні форми - виливниці, кристалізація у вигляді злитка, обрізання та зачистка злитка, перетворення злитка в обтискних станах (блюмінг, слябінг) на заготовку, далі заготовка переробляється у вироби прокатом, штампуванням або куванням. В даний час у металургії все ширше впроваджується безперервне розливання сталі в спеціальних установках з перетворенням металу безпосередньо на заготівлю, а також точне (кіркове) лиття. Перспективним напрямом розвитку металургії стала порошкова металургія, що відкриває великі можливості для створення нових матеріалів, економії металів, енергії та підвищення продуктивності праці.

До металургії належать:
виробництво металів з природної сировини та інших металовмісних продуктів;
одержання сплавів;
обробка металів у гарячому та холодному стані;
зварювання;
нанесення покриттів із металів.
До металургії примикає та експлуатація машин, апаратів, агрегатів, що використовуються у металургійній промисловості.
З металургією тісно пов'язані коксохімія, виробництво вогнетривких матеріалів.

Металургія поділяється на чорну та кольорову.

Чорна металургія включає видобуток та збагачення руд чорних металів (до чорних металів відносять залізо, решта - кольорові), виробництво чавуну, сталі та феросплавів. До чорної металургії відносять також виробництво прокату чорних металів, сталевих, чавунних та інших виробів із чорних металів.

До кольорової металургії відносять видобуток, збагачення руд кольорових металів, виробництво кольорових металів та його сплавів.

За основним технологічним процесом підрозділяється на пірометаллургію (плавка) і гідрометалургію (витяг металів у хімічних розчинах). Різновидом пірометалургії є плазмова металургія.

Добувна металургія

Добувна металургія полягає у вилученні цінних металів із руди та переплавленні вилученої сировини в чистий метал. Для того, щоб перетворити оксид або сульфід металу на чистий метал, руда повинна бути відокремлена фізичним, хімічним або електролітичним способом.

Металурги працюють із трьома основними складовими: сировиною, концентратом (цінний оксид або сульфід металу) та відходами. Після видобутку великі шматки руди подрібнюються настільки, коли кожна частка є або цінним концентратом або відходом.

Гірські роботи не обов'язкові, якщо руда та довкіллядозволяють провести вилуговування. Таким шляхом можна розчинити мінерал та отримати збагачений мінералом розчин.

Найчастіше руда містить кілька цінних металів. У такому випадку відходи одного процесу можуть бути використані як сировина для іншого процесу.


Чорна металургія

Чорна металургія служить основою розвитку машинобудування (одна третина відлитого металу з доменної печі йде в машинобудування) та будівництва (1/4 металу йде в будівництво). Основною вихідною сировиною для отримання чорних металів є залізна руда, марганець, вугілля, що коксується, і руди легуючих металів.

До складу чорної металургії входять такі основні підгалузі:

Видобуток та збагачення руд чорних металів (залізна, хромова та марганцева руда);
видобуток та збагачення нерудної сировини для чорної металургії (флюсових вапняків, вогнетривких глин тощо);
виробництво чорних металів (чавуну, вуглецевої сталі, прокату, металевих порошків чорних металів);
виробництво сталевих та чавунних труб;
коксохімічна промисловість (виробництво коксу, коксового газу та ін.);
вторинна обробка чорних металів (обробка брухту та відходів чорних металів).

Металургійний цикл

Власне металургійним циклом є виробництво

1) чавунно-доменне виробництво,

2) сталі (мартенівське, кисневоконвертерне та електросталеплавильне), (безперервне розливання, МНЛЗ),

3) прокат (прокатне виробництво).

Підприємства, що випускають чавун, вуглецеву сталь та прокат, відносяться до металургійних підприємств повного циклу.

Підприємства без виплавки чавуну відносять до так званої передільної металургії. «Мала металургія» є випуском сталі та прокату на машинобудівних заводах. Основним типом підприємств чорної металургії є комбінати.

У розміщенні чорної металургії повного циклу велику роль відіграє сировина і паливо, особливо велика роль поєднань залізних руд і коксівного вугілля.


Кольорова металургія

Кольорова металургія - галузь металургії, що включає видобуток, збагачення руд кольорових металів та виплавку кольорових металів та їх сплавів.

За фізичними властивостями та призначенням кольорові метали умовно можна розділити на важкі (мідь, свинець, цинк, олово, нікель) та легкі (алюміній, титан, магній). З цього поділу розрізняють металургію легких металів і металургію важких металів.

Розміщення підприємств кольорової металургії залежить від багатьох економічних та природних умовособливо від сировинного фактора. Помітну роль, крім сировини, грає паливно-енергетичний чинник.

На території Росії сформовано декілька основних баз кольорової металургії. Відмінності їх у спеціалізації пояснюються несхожістю географії легких металів (алюмінієва, титано-магнієва промисловість) та важких металів (мідна, свинцево-цинкова, олов'яна, нікель-кобальтова промисловості).

Важкі метали

Виробництво важких кольорових металів у зв'язку з невеликою потребою енергії приурочене до районів видобутку сировини.

За запасами, видобутку та збагаченню мідних руд, і навіть по виплавці міді чільне місце у Росії займає Уральський економічний район, біля якого виділяються Красноуральський, Кіровградський, Середньоуральський, Медногорський комбінати.

Свинцево-цинкова промисловість загалом тяжіє до районів поширення поліметалевих руд. До таких родовищ належать Садонське ( північний Кавказ), Салаїрське ( Західна сибірь), Нерченське (Східний Сибір) та Дальнегорське (Далекий Схід).

Центром нікель-кобальтової промисловості є міста Норильськ (Східний Сибір) та Мончегорськ (Північний економічний район), а також селище міського типу Нікель (Мурманська область).

Легкі метали

Для отримання легких металів потрібна велика кількість енергії. Тому зосередження підприємств, що виплавляють легкі метали, у джерел дешевої енергії є найважливішим принципом їх розміщення.

Сировиною для виробництва алюмінію є боксити. Північно-Західного району(Бокситогорськ), Урала (місто Североуральськ), нефелін

Кольського півострова (Кіровськ) та півдня Сибіру (Горячегорськ). З цієї алюмінієвої сировини в районах видобутку виділяють окис алюмінію - глинозем. Отримання з нього металевого алюмінію потребує великих витрат електроенергії. Тому алюмінієві заводи будують поблизу великих електростанцій, переважно ГЕС (Братська, Красноярська та ін.)

Титано-магнієва промисловість розміщується переважно на Уралі, як у районах видобутку сировини (Березніковський титано-магнієвий завод), так і в районах дешевої енергії (Усть-Каменогорський титано-магнієвий завод). Заключна стадія титано-магнієвої металургії - обробка металів та його сплавів - найчастіше розміщується у районах споживання готової продукції.


Сплави

Найчастіше використовуються сплави алюмінію, хрому, міді, заліза, магнію, нікелю, титану та цинку. Багато зусиль було приділено вивченню сплавів заліза та вуглецю. Звичайна вуглецева сталь використовується для створення дешевих, високоміцних виробів, коли вага та корозія не критичні.

Нержавіюча або оцинкована сталь використовується, коли важливий опір корозії. Алюмінієві та магнієві сплави використовуються, коли потрібні міцність та легкість.

Мідно-нікелеві сплави (такі, як монель-метал) використовуються в корозійно-агресивних середовищах і для виготовлення виробів, що не намагнічуються. Суперсплави на основі нікелю (наприклад, інконель) використовуються при високих температурах (турбонагнітачі, теплообмінники тощо). За дуже високих температур використовуються монокристалічні сплави.

Види сплавів

За способом виготовлення сплавів розрізняють литі та порошкові сплави. Литі сплави одержують кристалізацією розплаву змішаних компонентів. Порошкові - пресування суміші порошків з подальшим спіканням при високій температурі. Компонентами порошкового сплаву можуть бути як порошки простих речовин, а й порошки хімічних сполук. Наприклад, основними компонентами твердих сплавів є карбіди вольфраму чи титану.

За способом одержання заготовки (виробу) розрізняють ливарні (наприклад, чавуни, силуміни), деформовані (наприклад, сталі) та порошкові сплави.

У твердому агрегатному стані сплав може бути гомогенним (однорідним, однофазним - складається з кристалітів одного типу) та гетерогенним (неоднорідним, багатофазним). Твердий розчин є основою металу (матрична фаза). Фазовий склад гетерогенного металу залежить від його хімічного складу. У сплаві можуть бути: тверді розчини впровадження, тверді розчини заміщення, хімічних сполук (у тому числі карбіди, нітриди, інтерметаліди…) та кристаліти простих речовин.

Властивості сплавів

Властивості металів та сплавів повністю визначаються їх структурою (кристалічною структурою фаз та мікроструктурою). Макроскопічні властивості сплавів визначаються мікроструктурою і відрізняються від властивостей їх фаз, які залежить тільки від кристалічної структури. Макроскопічна однорідність багатофазних (гетерогенних) сплавів досягається рахунок рівномірного розподілу фаз в металевої матриці. Сплави виявляють металеві властивості, наприклад: електропровідність та теплопровідність, відбивну здатність (металевий блиск) та пластичність. Найважливішою характеристикою сплавів є зварюваність.

Сплави, що використовуються в промисловості

Сплави розрізняють за призначенням: конструкційні, інструментальні та спеціальні.

Конструкційні сплави:

Стали
чавуни
дюралюміній

Конструкційні із спеціальними властивостями (наприклад, іскробезпека, антифрикційні властивості):

Бронзи
латуні

Для заливання підшипників:

Бабіт

Для вимірювальної та електронагрівальної апаратури:

Манганін
ніхром

Для виготовлення різальних інструментів:

Переможе

У промисловості також використовуються жароміцні, легкоплавкі та корозійностійкі сплави, термоелектричні та магнітні матеріали, а також аморфні сплави.

Поділіться з друзями або збережіть для себе:

Завантаження...